本发明专利技术公开了一种高碳高硫含钒石煤的综合利用工艺，本发明专利技术具有如下的有益效果：１、用工业硫化钠活化石煤矿中黄铁矿，改善和提高硫矿物的可浮性，得到高品位和较高回收率的硫精矿；２、用工业氢氟酸协同硫酸浸出含钒石煤矿中的钒，与单独使用硫酸浸出含钒石煤矿中的钒的工艺比较，可以节约硫酸用量５％－１５％；３、用螺旋溜槽进行碳的分选，不需要添加化学药剂，碳回收的成本低，碳精矿的品位较高。
【技术实现步骤摘要】
本专利技术涉及一种高碳高硫含钒石煤的综合利用新工艺。
技术介绍
含钒石煤矿是我国作为钒的单独矿床开采的主要含钒资源，部分石煤中硫含量和 碳含量较高，具有回收利用价值。石煤中的钒以v(ni)为主，有部分V(IV)，很少见V(V)。 由于V(III)的离子半径(74pm)与Fe(II)的离子半径(74pm)相等，与Fe(III)的离子半 径(64pm)也很接近，因此，V(III)几乎不生成本身的矿物，而是以类质同象存在于含钒云 母、高岭石等铁铝矿物的硅氧四面体结构中。石煤中的钒只有在高温和添加剂的作用下，才 能转变为可溶性的五价钒。我国从20世纪60年代开始对石煤提钒进行研究，70年代开始 工业生产，所使用的工艺均为钠化焙烧(NaCl)-水浸或酸浸工艺。这种工艺存在两个严重 缺陷， 一是因为焙烧过程生成Cl2、 HCl、 S02混合气体而造成环境污染，二是钒回收率普遍为 45-55%，使50%左右的钒矿资源得不到有效利用而浪费。 为改变和取代钠化焙烧工艺，科技工作者进行了钙法焙烧、空白焙烧、湿法酸浸等 新工艺的研究。湿法酸浸工艺不需焙烧，石煤矿石可以湿磨，适合大规模生产，因此成为石 煤提钒研究的重点。湿法酸浸提钒工艺的基础理论研究也有一些进展。石煤提钒要解决的 关键问题是在提高V205浸出率和回收率的前提下，如何降低消耗和避免环境污染，研究方 向应该是开发低消耗低成本的清洁生产工艺。 石煤矿中含有较高品位的碳和硫时，碳一般以单质炭的形式存在，硫一般以黄铁 矿或硫铁矿形式存在。石煤中硫的回收还没见报道，碳的回收一般采用浮选方法进行研究， 生产实践中碳的回收还没见成功实例的报道。因此，在提取石煤中钒的同时，开发高碳高硫 含钒石煤中的碳和硫回收新工艺具有积极的意义。
技术实现思路
本专利技术的目的是提供一种高碳高硫含钒石煤的综合利用工艺。本专利技术的目的是通过如下方式实现的一种高碳高硫含钒石煤的综合利用工艺 1)将固定碳含量大于等于15. 0%、硫含量大于等于2. 5%的高碳高硫含钒石煤矿 破碎、湿式磨矿至粒度小于0. 10mm，磨矿得到水与含钒石煤矿的体积质量比为1 3 : l的 矿浆； 2)在矿浆加入工业硫化钠并搅拌2min 10min，加入捕收剂工业乙黄药和起泡剂 工业松醇油并搅拌2min 10min，浮选刮泡4min 8min，得到硫含量大于等于35. 0%的硫 精矿； 3)硫浮选尾矿中加入工业硫酸和工业氢氟酸进行钒的浸出，浸出过程温度 85°C 95t:，浸出时间2h 8h，浸出后采用机械过滤分离得到含钒浸出液；浸出渣用水调 成固体含量为25% 35%的矿浆后，用螺旋溜槽进行碳的分选，得到碳含量45% 60%的 碳精矿。 4)工艺过程中的化工原料消耗，按每吨石煤原矿计算，工业硫化钠用量为 0. 5Kg 3. 0Kg，乙黄药用量为0. 1Kg 0. 5Kg，松醇油用量为0. 1Kg 0. 4Kg，工业硫酸用 量为100Kg 200Kg，工业氢氟酸用量为30Kg 100Kg。 本专利技术具有如下的有益效果1、用工业硫化钠活化石煤矿中黄铁矿或硫铁矿，改 善和提高硫矿物的可浮性，得到高品位和较高回收率的硫精矿；2、用工业氢氟酸协同硫酸 浸出含钒石煤矿中的钒，与单独使用硫酸浸出含钒石煤矿中的钒的工艺比较，可以节约硫 酸用量5% -15% ;3、用螺旋溜槽进行碳的分选，不需要添加化学药剂，碳回收的成本低，碳 精矿的品位较高。具体实施例方式下面结合实施例对本专利技术做进一步说明 实施例1取浙江省常山县芳村石煤矿区的石煤矿，其中碳(C)含量为19. 5%，硫 (S)含量为3. 40%，钒品位(以V205计)为0. 96%。将石煤矿破碎、湿式磨矿至粒度小于 0. 10mm，磨矿得到的矿浆中水与石煤矿的体积质量比为2 : 1，加入工业硫化钠并搅拌6min 后，加入捕收剂工业乙黄药和起泡剂工业松醇油并搅拌5min，浮选刮泡8min，得到硫(S)含 量37. 5%的硫精矿。浮选尾矿中加入工业硫酸和工业氢氟酸进行钒的浸出，浸出过程温度 95t:，浸出时间4h，浸出后采用机械过滤分离得到含钒浸出液，钒的浸出率82. 5%。浸出渣 用水调成固体含量为30%的矿浆后，用螺旋溜槽进行碳的分选，得到碳含量53. 8%的碳精 矿，碳回收率72. 0% 。工艺过程中的化工原料消耗，按每吨石煤原矿计算，工业硫化钠用量 为0. 75Kg，乙黄药用量为0. 50Kg，松醇油用量为0. 25Kg，工业硫酸用量为125Kg，工业氢氟 酸用量为50Kg。 实施例2取浙江省常山县东鲁石煤矿区的石煤矿，其中碳(C)含量为17. 0%，硫 (S)含量为2. 85%，钒品位(以V205计)为1. 02%。将石煤矿破碎、湿式磨矿至粒度小于 0. 10mm，磨矿得到的矿浆中水与石煤矿的体积质量比为2 : 1，加入工业硫化钠并搅拌6min 后，加入捕收剂工业乙黄药和起泡剂工业松醇油并搅拌5min，浮选刮泡6min，得到硫(S)含 量35. 5%的硫精矿。浮选尾矿中加入工业硫酸和工业氢氟酸进行钒的浸出，浸出过程温度 90°C ，浸出时间6h，浸出后采用机械过滤分离得到含钒浸出液，钒的浸出率85. 0% 。浸出渣 用水调成固体含量为30%的矿浆后，用螺旋溜槽进行碳的分选，得到碳含量50. 5%的碳精 矿，碳回收率68. 0% 。工艺过程中的化工原料消耗，按每吨石煤原矿计算，工业硫化钠用量 为0. 50Kg，乙黄药用量为0. 30Kg，松醇油用量为0. 25Kg，工业硫酸用量为150Kg，工业氢氟 酸用量为50Kg。权利要求一种高碳高硫含钒石煤的综合利用工艺，其特征在于1)将固定碳含量大于等于15.0％、硫含量大于等于2.5％的高碳高硫含钒石煤矿破碎、湿式磨矿至粒度小于0.10mm，磨矿得到水与含钒石煤矿的体积质量比为1～3∶1的矿浆；2)在矿浆加入工业硫化钠并搅拌2min～10min，加入捕收剂工业乙黄药和起泡剂工业松醇油并搅拌2min～10min，浮选刮泡4min～8min，得到硫含量大于等于35.0％的硫精矿；3)硫浮选尾矿中加入工业硫酸和工业氢氟酸进行钒的浸出，浸出过程温度85℃～95℃，浸出时间2h～8h，浸出后采用机械过滤分离得到含钒浸出液；浸出渣用水调成固体含量为25％～35％的矿浆后，用螺旋溜槽进行碳的分选，得到碳含量45％～60％的碳精矿。4)工艺过程中的化工原料消耗，按每吨石煤原矿计算，工业硫化钠用量为0.5Kg～3.0Kg，乙黄药用量为0.1Kg～0.5Kg，松醇油用量为0.1Kg～0.4Kg，工业硫酸用量为100Kg～200Kg，工业氢氟酸用量为30Kg～100Kg。全文摘要本专利技术公开了一种高碳高硫含钒石煤的综合利用工艺，本专利技术具有如下的有益效果1、用工业硫化钠活化石煤矿中黄铁矿，改善和提高硫矿物的可浮性，得到高品位和较高回收率的硫精矿；2、用工业氢氟酸协同硫酸浸出含钒石煤矿中的钒，与单独使用硫酸浸出含钒石煤矿中的钒的工艺比较，可以节约硫酸用量5％-15％；3、用螺旋溜槽进行碳的分选，不需要添加化学药剂，碳回收的成本低，碳精矿的品位较高。文档编号B03B5/62GK101787448SQ20101010578公开日2010年7月28日 申请日期2010本文档来自技高网...
【技术保护点】
一种高碳高硫含钒石煤的综合利用工艺，其特征在于： １）将固定碳含量大于等于１５．０％、硫含量大于等于２．５％的高碳高硫含钒石煤矿破碎、湿式磨矿至粒度小于０．１０ｍｍ，磨矿得到水与含钒石煤矿的体积质量比为１～３∶１的矿浆； ２）在矿浆加入工业硫化钠并搅拌２ｍｉｎ～１０ｍｉｎ，加入捕收剂工业乙黄药和起泡剂工业松醇油并搅拌２ｍｉｎ～１０ｍｉｎ，浮选刮泡４ｍｉｎ～８ｍｉｎ，得到硫含量大于等于３５．０％的硫精矿； ３）硫浮选尾矿中加入工业硫酸和工业氢氟酸进行钒的浸出，浸出过程温度８５℃～９５℃，浸出时间２ｈ～８ｈ，浸出后采用机械过滤分离得到含钒浸出液；浸出渣用水调成固体含量为２５％～３５％的矿浆后，用螺旋溜槽进行碳的分选，得到碳含量４５％～６０％的碳精矿。 ４）工艺过程中的化工原料消耗，按每吨石煤原矿计算，工业硫化钠用量为０．５Ｋｇ～３．０Ｋｇ，乙黄药用量为０．１Ｋｇ～０．５Ｋｇ，松醇油用量为０．１Ｋｇ～０．４Ｋｇ，工业硫酸用量为１００Ｋｇ～２００Ｋｇ，工业氢氟酸用量为３０Ｋｇ～１００Ｋｇ。
【技术特征摘要】
【专利技术属性】
技术研发人员：田学达，张小云，胡毓前，
申请(专利权)人：浙江豪美钒业有限公司，
类型：发明
国别省市：33[中国|浙江]
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